СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ЗОЛОТА ИЗ РУДНЫХ КОНЦЕНТРАТОВ.

Изобретение относится к области гидрометаллур-гии благородных металлов, а именно к извлече-нию золота из руд и концентратов методом тио-карбамида.
Способ переработки включает дробле-ние, измельчение руды до 90 % содержания класса «–0,074мм», флотацию с получением коллективно-го концентрата. Концентрат подвергается обжигу при t – 6000С с последующим выщелачиванием тиомочевиной и получением из золотосодержа-щих растворов сплава Доре. Обеззолоченные рас-творы направляются на утилизацию мышьяка и железа с добавлением гидроксида кальция и сер-нистого натрия (Са(ОН)2 и Na2S). Образующийся осадок отправляют в спецотвал, а раствор может служить объектом для получения известкового молока.

Изобретение относится к области гидрометаллургии благородных металлов, а именно к извлечению золота из руд и концентратов методом тио-карбамида.
Известен способ переработки золотосодержащих руд является цианидное выщелачивание [Р. Рипан, И. Четяну. Неорганическая химия М. : Мир, 1972, т. 2, с. 756 - 757]. Способ предназначен для переработки ископаемого золота, содержащегося в основном в кварцевой руде, и имеет много ограничений. Мелкоизмельченную руду обрабатывают 0,03 - 0,25%-ным раствором NaCN. Под действием кислорода воздуха золото переходит в раствор в виде комплексного цианида

4Au + 8NaCN + 2H2O + O2 = 4Na[Au(CN)2] + 4NaOH

Способ цианидного выщелачивания имеет следующие недостатки: по технологическим и экономическим соображениям он неприемлем для большого числа упорных для цианирования золотосодержащих руд; требует строгого соблюдения технологического режима (концентрация, pH, температура цианидных растворов), очень тонко-го измельчения руды (на помол идет 30 - 40% всех затрат) и требует переработки очень больших объемов трудно фильтруемых шламов.
Наиболее близким по совокупности существенных признаков к предлагаемому способу является способ тиокарбамидное выщелачивания золота и серебра [Каковский И.А., Поташникова Ю.М. Кинетика процессов растворения. – М.: Металлургия, 1975, 224 с.].
Способ извлечения золота из золотосодержащей руды, включающий дробление, измельчение руды, флотацию с получением коллективно-го концентрата с последующим выщелачиванием тиомочевинной. Оно осуществляется в кислой среде при рН 2-4, при которых тиокарбамид (тио-мочевина) не окисляется.
В качестве окислителя обычно используется сернокислый раствор соли трехвалентного железа Fe2(SO4)3 или перекись водорода. Скорость выщелачивания зависит от рН раствора и концентрации тиомочевины и окислителя.
Растворение золота в тиомочевины идет по реакции:
Auo + 2CS(NH2)2 + Fe3+ = Au[СS(NH2)2]+ + Fe2+.
Процесс проходит в растворе кислоты, что вызвано необходимостью сохранения тиокарбамидного комплекса золота, который устойчив при рН<4. Окисляющая роль Fe3+ связана с образованием комплекса Fe(ThiO2)3+ или [Fe(SO4) .CS(NH2)2]2+ по реакции
Au + nThiO + [Fe(ThiO)2]3+ = [Au(ThO2)]+ + [Fe(Thi)n]2+,
Где ThiO – тиокарбамид CS(NH2)2.
Eсли присутствует кислород, то тиокарбамид окисляется до дисульфатформамидина, являющегося окислителем при растворении золота. Повышение температуры вызывает разложение тиокарбамид с образованием роданида и серо-водорода.
При выщелачивании золотых руд, содержащих сульфиды меди, предпочтительнее применять вместо цианидного растворения тиокарбамидное, так как при этом растворение сульфидов меди в 6-8 раз ниже. Но в этом случае расход тио-карбамида возрастает за счет образования тиокарбамидного комплекса меди:
2Сu2+ + 2(n+1)CS(NH2)2 = 2Cu[CS(NH2)2]+n + [(CS)2N4H6]2+.
Однако использование прототипа применительно к золотомышьяксодержащим рудам не позволяет достичь высокого извлечения золота без окислительного обжига при t – 6000С (извлечение не превышает 25-30%).
Техническим, результатом изобретения является создание способа извлечения золота из золотомышьяксодержащим руды и концентратов.
Способ осуществляется следующим образом: золотомышьяксодержашие руды подают на дробление, измельчение руды до 90 % содержания класса «–0,074мм», флотацию с получением коллективного концентрата. Концентрат подвергается обжигу при t – 6000С с последующим выщелачиванием тиомочевиной и получением из золото-содержащих растворов сплава Доре. Обе золочённые растворы направляются на утилизацию мышьяка и железа с добавлением гидроксида кальция и сернистого натрия (Са(ОН)2 и Na2S). Образующийся осадок отправляют в спец отвал, а раствор может служить объектом для получения известкового молока.
Осуществимость способа подтверждена в лабораторных условиях: руда предварительно была измельчена до 90% класса «–0,074мм». Опыты по выщелачиванию проводились в стеклянных стаканах емкостью 500мл, мешалки применялись стеклянные с двумя лопастями. Навески руды для исследований – 100г. Отношение T:Ж – 1:2. Навеска руды загружалась в склянку, приливался раствор тиомочевины и серная кислота, добавлялся окислитель и производилось перемешивание в течение определённого промежутка времени. Че-рез 2,4,8 часов после начала опыта мешалку останавливали, и производился отбор аликвоты для определения рН и концентрации золота.
Опыты проводили при нормальном температуре (20 ¬– 25 0С) в кислой среде (рН = 2 - 4) при концентрация серной кислоты 1,84%, кон-центрация тиомочевина 3 г/дм3 в присутствии окислителя трёхвалентного сульфата железа 3г/дм3. Продолжительность опытов 8 ч, рН среды – 2,0. Золото и серебро в раствор в данных условиях переходило в незначительных количествах (таблица 1). Как видно из таблицы 5.2.2, за 8 ч в раствор выщелачивается Au – 27,74%; Ag – 38,49% и As – 7,27%.
С целью улучшения процесса тиомочевинного выщелачивания пробы концентратов подвергались обжигу при температуре 600°С в течение 2 часов. В процессе обжига происходит вскрытие упорных золото - сульфидных концентратов, при этом минералы пирит и арсенопирит окисляются, что приводит к вскрытию содержащегося в них золота.
В таблице 2 представлена кинетика тиомочевинного выщелачивания обожженного при температуре 6000С с содержанием металлов в обожженном концентрате г/т: Au – 51,84, Ag – 63,40, As – 8,06. Изучение зависимости степени извлечения компонентов при тиомочевинном выщелачивании от продолжительности процесса, результаты которого приведены в таблице 2, показало, что уже в течение 2 ч с момента взаимодействия с тиокарбамидом извлечение достигает: Au – 68,37%; Ag – 70,35% и As – 64,75%. При увеличении времени тиокарбамидного вы-щелачивания от 2 до 10 ч степень извлечения всех компонентов увеличивается и достигает максимального значения (в %): Au – 90,63; Ag – 89,46 и As – 76,83.
Ниже приведены результаты исследований по установлению оптимальных условий техно-логического процесса тиомочевинного выщелачивания концентрата.
Влияние концентрация тиомочевины в растворе изменялась в пределах 0,9 – 1,3г при постоянной концентрации серной кислоты – 1,84 %, рН – 2,1 и сульфата железа – 0,45г. Продолжительность опытов составляла 6 ч. Как показывают результаты опытов, представленные на фиг. 1., (Зависимость скорости растворения золота, серебра и мышьяка от расхода тиокарбамида в растворе CS(NH2)2.), скорость растворения металлов находится в прямой зависимости от концентрации тиомочевины. Доля переходящего в раствор золота, серебра и мышьяка повышается от, %: Au – 74,22; Ag – 75,97 и As – 71,09, при расходе тиомочевины 0,9 г., до Au – 88,48; Ag 90,04 и As – 78,18 при расходе тиомочевины 1,3 г. Оптимальной расход тиомочевины является 1,1 г., при ней достигаются следующие извлечения металлов, %: Au – 88,39; Ag – 90,18 и As – 76,49.
Был проведен цикл исследований для установления оптимальных условий выщелачивания руды, а именно, концентрации тиомочевины, серной кислоты, длительности процесса, разжижения пульпы. Причем в опытах использовалась обожженная при 6000С руда.
Таким образом, на основании проведенных исследований определены следующие оптимальные условия тиокарбамидного выщелачивания флотационных концентратов, полученных из руды месторождения Чоре: расход тио-мочевины – 22 кг/т, серной кислоты – 30 кг/т, соотношение Т:Ж – 1:3, расход трёхвалентного сульфата железа – 9 кг/т, продолжительность выщелачивания – 6 ч и извести – 48 кг/т (на очистку фильтрата от мышьяка и железа).
На фиг. 2 представлена принципиальная технологическая схема переработки золотомышьяксодержащих концентратов месторождения Чоре.
Разработанная схема включает дробление, измельчение руды до 90 % содержания класса «–0,074мм», флотацию с получением коллективного концентрата. Концентрат подвергается обжигу при t – 6000С с последующим выщелачиванием тиомочевиной и получением из золотосодержащих растворов сплава Доре. Обе золочённые растворы направляются на утилизацию мышьяка и железа с добавлением Са(ОН)2 и Na2S. Образующийся осадок отправляют в спецотвал, а раствор может служить объектом для получения известкового молока.

1 Способ переработки золотосодержащих руд является цианидное вышелачивание..Р. Рипман, И. Четяну. Неорганическая химия М. Мир, 1972, т.», стр. 756-757.
2. Способ тиокарбамидное выщелачивание золота и серебра. Каховский И.А., Поташникова Ю.М., Кинетика процессов растворения.-М.: Металлургия, 1975, с.224.
3. TJ 592 Способ извлечения золота из бедных забалансовых руд. Самихов Ш.Р., Зинченко З.А., Бобохонов Б.А.
4. TJ 517 Способ извлечения золота из золотосодержащего сырья. Зинченко З.А., Самихов Ш.Р., Тюмин И.А.